国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。     

赞比亚穆利亚希复杂混合铜矿工艺矿物学研究

采用电子探针（EPMA）、矿物解离分析仪（MLA）、X-射线衍射（XRD）、扫描电子显微镜（SEM）和光学显微镜等分析测试手段,对赞比亚穆利亚希铜矿区混合铜矿石的化学组成、矿物组成及嵌布特征等进行了系统研究,并就选矿工艺进行了探讨。结果表明:该矿石平均含Cu 1.46%,游离氧化铜含量为37.76%,结合氧化铜含量为39.16%,其余23.08%的铜主要以硫化物的形式存在;矿物成分复杂,相互包裹严重,并有含铜铁质聚集体存在;硅孔雀石解离较难,硫化铜和孔雀石解离难度一般,而含铜黑云母解离容易,易造成过粉碎;因此,矿石属典型高氧化率高结合率的复杂难处理混合铜矿。根据工艺矿物学结论,提出了先浮选回收硫化铜,然后用酸浸—溶剂萃取—电积法（L-SX-EW）有效回收氧化铜的建议流程。      

西藏某难处理氧化铜矿石浮选试验

西藏某铜矿石为高氧化率、嵌布粒度细、脉石矿物易泥化的难选氧化铜矿石,铜品位为1.76%,铜氧化率高达44.32%。根据矿石性质的特点,采用硫化铜矿物和氧化铜矿物分步浮选-混合精选流程进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%情况下,以水玻璃为矿泥的抑制剂和分散剂、戊基黄药为捕收剂、硫化钠为氧化铜矿物的硫化剂、硫酸铵为辅助活化剂、松醇油为起泡剂,通过2粗2精2扫流程处理,获得了铜品位为21.19%,铜回收率为78.74%的铜精矿。     

云南某铜矿石选矿试验

云南某铜矿石铜品位为1.39%,主要铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿和孔雀石,硫化铜是铜的主要存在形式,占总铜的73.30%,游离氧化铜占总铜的18.04%,结合氧化铜仅占总铜的8.66%。对该矿石进行了选铜试验,结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗1扫2精浮选硫化铜矿物,1粗2扫2精浮选氧化铜矿物,中矿顺序返回的闭路流程处理,可获得铜品位为32.16%、铜回收率为90.23%的铜精矿。试验指标较为理想,可作为该铜矿资源开发利用的依据。     

新疆某氧化铜矿工艺矿物学特征及选矿流程的选择

对新疆某氧化铜矿进行了工艺矿物学研究,该矿氧化率为97.52%,氧化铜矿物主要为孔雀石、假孔雀石和硅孔雀石。晶体纯净的孔雀石和假孔雀石可浮性较好,采用浮选回收;晶体中含铁或与铁矿物结合紧密的氧化铜及含铜褐铁矿采用磁选工艺回收。最终确定浮选—磁选联合工艺流程。原矿铜品位1.27%时,获得的铜精矿含铜24.06%铜回收率90.25%。     

云南某铜铁多金属矿初步可选性研究

云南省某地二叠纪细碧岩中产出的铜铁矿铜矿物以孔雀石和硅孔雀石等氧化铜为主,铁矿物以细粒磁铁矿和磁赤铁矿等强磁性矿物为主。通过对该矿中的铜矿物采用优先浮选和混合浮选工艺进行对比,确定对铜矿物采用混合浮选工艺回收,并对浮选尾矿中的强磁性矿物采用阶段磨矿阶段弱磁选的工艺流程。原矿经浮选-弱磁选联合工艺选别后,开路流程可获得铜精矿产率6.47%、品位32.24%、回收率67.51%,总铜中矿回收率22.2%和铁精矿产率39.11%、品位65.43%、回收率66.80%,总铁中矿回收率13.39%的技术指标。     

某低品位铜矿浮选工艺研究

所研究的矿石中目的矿物以辉铜矿、孔雀石为主,原矿含铜0.77%,氧化率为16.88%,属于低品位混合铜矿。针对矿石性质,对硫化铜优先浮选工艺和硫化铜与氧化铜混合浮选工艺进行了试验研究。并根据优先浮选和混合浮选的特点,最终采用了两次粗选、一次扫选的闭路试验流程,取得了铜精矿品位为22.62%、回收率为86.78%、含银225.81 g/t的浮选指标。该工艺流程简单合理,易于实现工业化生产。     

某玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺研究

采用浮选?浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜。通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收。     

西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究

西藏某低品位氧化铜矿是一高氧化率的氧化铜矿。原矿含铜1.14%,其中氧化铜占其总铜量的92.7%。矿石中可选含铜矿物主要为孔雀石和赤铜矿。选矿试验结果表明,采用硫化浮选法,可获得含铜25.35%,回收率73.91%的铜精矿,选别效果较好。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。     

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92％和39.16％,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收.浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80％,硫化钠用量为400 g/t,丁基黄药用量为...     

刚果(金)某复杂难选高钙镁铜钴矿选矿工艺研究

对刚果(金)某复杂难选砂岩型高钙镁铜钴矿进行工艺矿物学和选矿试验研究,结果表明,矿石中主要的有价元素铜、钴品位分别为3.01％、0.15％,杂质元素CaO和MgO含量分别为11.22％、10.26％.其中铜主要以辉铜矿、斑铜矿等硫化铜矿形式存在,钴主要以含钴白云石、钴斜硅铜矿等氧化钴矿形式存在.辉铜矿有部分被氧化,在边...     

新疆某难选硫化铜镍矿选矿试验研究

根据新疆某硫化铜镍矿矿石的工艺矿物学特性,进行了详细的选矿试验研究,采用一粗一精两扫、中矿顺序返回的铜镍混合浮选流程,使用碳酸钠做pH调整剂,六偏磷酸钠做分散剂,羧甲基纤维素做抑制剂,混合黄药做捕收剂,处理该矿石,得到了混合精矿含镍10.89%、含铜4.27%,镍回收率81.61%、铜回收率85.03%的指标,氧化镁含量低于6.8%,产品质量符合冶炼要求。对六偏磷酸钠和羧甲基纤维素在硫化铜镍矿浮选中的作用机理进行了分析,结果表明六偏磷酸钠能分散蛇纹石与硫化矿物,降低蛇纹石对硫化矿物浮选的影响,而羧甲基纤维素能抑制含镁硅酸盐矿物的上浮,实现硫化矿物与含镁硅酸盐脉石的浮选分离。因此,在含有多种镁硅酸盐脉石矿物的硫化铜镍矿中同时使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素是该类矿石高效利用的关键。     

青海某矽卡岩型铁多金属矿选矿试验研究

青海某矽卡岩型铁多金属矿含Cu 0.42%、S 5.30%、TFe 35.86%,是以蛇纹石、透辉石、绿泥石为主要脉石矿物的复杂难选铁多金属矿。主要矿石矿物磁铁矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿间嵌布关系密切,多呈港湾状分布并与脉石矿物包裹、接触,粒度粗细不均,20μm以下含量高,单体解离困难,较难得到合格的精矿产品。根据矿石性质,进行了多种流程试验,最终采用铜硫依次浮选-尾矿选铁流程进行选别,获得了铜精矿品位为16.51%,铜回收率为71.37%;硫精矿品位为29.03%,硫回收率为76.48%;铁精矿品位为63.19%,全铁回收率71.79%,铁精矿含硫0.73%的选矿指标。     

某难选泥质氧化铜矿浮选试验研究

为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响,采用预先脱泥浮选工艺,对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究,对于预先脱泥浮选工艺,细泥脱除率为9.42%的情况下,能获得综合铜精矿品位为27.16%,脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业,铜的浸出率能达到94.30%,折算成全流程的铜的回收率为12.02%,所以全流程的铜综合回收率为85.46%,与原矿直接浮选工艺对比,浮选综合铜精矿品位提高了3.88%,铜综合回收率提高了6.32%,充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后,在保证铜精矿回收率的同时,包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间,充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

新疆某浸染状氧化铜镍矿选冶联合试验研究

新疆某浸染状氧化铜镍矿含铜0.89%、镍0.55%,为了开发利用该矿产资源,对其矿石性质进行了详细的研究,结果表明,该矿石工业类型属于超基性岩风化壳型铜镍矿,铜主要以孔雀石、硅孔雀石形式存在,镍主要赋存于绿泥石中。铜、镍氧化率分别为74.16%、96.57%,矿石风化严重,含泥量较大,属于难选氧化铜镍矿。在矿石性质研究的基础上,对矿石进行了浮选、搅拌浸出、池浸等方案对比试验研究,采用池浸回收铜、镍效果较好。当磨矿细度为-0.074 mm占45%、矿浆质量浓度为20%、硫酸用量为50 g/L、浸出时间为24 d时,铜浸出率可达81.27%、镍浸出率为60.32%;对铜镍浸出液采用铁置换沉铜—中和除铁—硫化法沉镍,可以获得海绵铜品位92.05%、铜置换率为97.35%,硫化镍中镍品位为24.32%、镍沉淀率为86.78%。最终铜的回收率为79.12%,镍的回收率为52.35%,实现了铜、镍的有效回收。本研究可为该矿山的开发利用提供技术依据,也可为同类型氧化铜镍矿石开发利用提供参考。